采煤新规程1862-2.doc

编 号 保存单位 青山煤矿采煤工作面作业规程 作业地点 1838炮采工作面 编制人员 采煤部分：孙国富 地质部分：王焱鑫 机电部分： 通风部分： 施工单位 623采煤队 采煤队长 庞君利 生产科长 宋祥武 总工程师 武明哲 编制日期 2010年 月 日 执行日期 2010年 月 日 审批意见 年 月 日总工程师采掘副总机电副总通风副总地测副总安 监 处通 风 区机 电 科生 产 科地 测 科第一章 概 况第一节 工作面位置及井上下关系工作面位置及井上下关系表水平名称单一水平采区名称一采区地面标高403-420m井下标高-84.0至-119地面的相对位置田 地回采对地面设施的影响无影响井下位置及相邻关系位于1861工作面的东南侧,1832工作面的西北侧。走向长度倾斜长度面积第二节 煤 层煤层情况表煤层厚度1.85煤层结构复合煤层煤层倾角2-12开采煤层18#煤种气煤稳定程度不稳定煤层情况概述18-1煤厚0.6m夹矸0.15m18-2煤厚0.85m夹矸0.1m18-3煤厚0.4m第三节 煤层顶底板煤层顶底板情况表顶底板名称岩石名称厚度（m）特征老顶中砂岩4.68灰白色、砂质直接顶细砂岩2.10灰白色层理发育夹黑色条带伪顶泥岩0.25灰黑色、质密直接底细砂岩0.38灰黑色、细砂质老底中砂岩2.60灰白色、砂质36工作面地层综合柱状图第四节 地质构造一、 断层情况以及对回采的影响 断层情况表断层名称走向（）倾向（）倾角（）性质落差(m)对回采的影响F11485845二、其他因素对回采的影响（褶曲、陷落柱、火成岩等）第五节 水文地质一、涌水量正常涌水量： m3/h 最大涌水量： m3/h二、水源（顶部、底部、四周）分析第六节 影响回采的其它因素一、影响回采的其它地质情况 影响回采的其它地质情况表瓦斯相对涌出量 m3/t，绝对涌出量 m3/minCO2相对涌出量 m3/t，绝对涌出量 m3/min。煤尘爆炸指数煤尘爆炸指数为35.89%煤的自燃倾向性无自燃发火倾向冲击地压危害无二、地质部门建议 工作面运输顺槽、回风顺槽、采面切眼素描图第七节 储量及服务年限一、储量地质储量：8.1T 可采储量：7.7T二、工作面服务年限服务年限可采储量/设计月产量 7.7 / 1.74.5个月第二章 采煤方法第一节 巷道布置一、工作面设计及巷道布置概况1862回采工作面位于一井东部，南部1837采空区，北部1838未采区，西部1832采空区，临断层边界。二、工作面回顺工作面回顺沿18层煤顶板布置，矩形断面，巷宽3.2 m，高2.2m。回顺与三区右翼2号回风石门衔接，用于工作面的回风和运料。三、工作面运顺工作面运顺沿18层煤顶板布置，矩形断面，巷宽3.2 m，高2.2m。运顺与三区右翼2号运输石门衔接，用于工作面进风和运煤。四、工作面切眼工作面开切眼为矩形断面，宽2.6m，高2.2m。工作面位置及巷道布置图第二节 采煤工艺一、采煤工艺工作面为高档普采，375（KW）采煤机落煤及装煤，单体液压支柱支护顶板，工作面采用220（KW）刮板输送机运煤，顺槽转载为40T(KW)刮板输送机和落地皮带运输。二、采煤方法1、采煤方法采煤方法为走向长壁后退式。顶板管理为全部垮落法。2、采高和循环进尺的确定采高2.0m（见顶见底，一次采全高）。循环进尺0.8m。3、爆破说明风煤钻打眼，煤矿许用毫秒电雷管1-3段，最后一段延期时间不得超过130毫秒，三级煤矿许用乳化炸药，MBF-100型发爆器起爆。炮眼布置方式：三花眼布置，详见炮眼布置图。装药联线方式：正向装药，药卷聚能穴向里，串联连线。放炮警戒距离：距爆破点30（岩石眼50）。起爆方法：分组装药，一组装药必须一次起爆。三、工作面正规循环生产能力公式：280其中：l 工作面平均长度,130ms 工作面循环进尺，0.8mh 工作面设计采高，2.0mr 煤的容重，1.35t/m3c 工作面回采率,0.85 W 工作面正规循环生产能力，280进刀方式图进刀方式说明：A 采煤机下行割煤至回顺。B 采煤机上行割煤斜切进刀完全切入煤壁。C采煤机下行回割三角煤再一次到达回顺。D采煤机上行割煤（割至运顺后反向重复B和C）炮眼布置及装药量计算第三节 设备配置 设备配置表设备名称设备型号单位数量说明：工作面设备布置示意图第三章 顶板管理第一节 支护设计一、 单体支柱工作面的支护设计类比法预测工作面矿压情况 同煤层矿压观测预计本工作面矿压参数表项目单位同煤层实测本面预计顶底板条件直接顶厚度m老顶厚度m直接底厚度m直接顶初次跨落步距m1015m813m初次来压来压步距m最大平均支护强度/m2最大平均顶底板移近量mm来压显现程度周期来压来压步距m最大平均支护强度/m2最大平均顶底板移近量mm来压显现程度平时最大平均支护强度/m2最大平均顶底板移近量mm直接顶类型类老顶级别级巷道超前影响范围m 2.合理支护强度的计算(一)、支架选择计算、支护、顶板管理1、工作面支架选择计算顶板压力计算根据公式：P=9.81hmr/（kp-1）=9.8122.02.5/（1.3-1）=326.673KN/m2式中：P单位面积顶板压力, KN/m2hf增值系数（取2）m采高（取2.0 m）岩石容重（取2.5 t/m3）kp膨胀系数（取1.3）2、支护（1）由上述计算可知,该工作面选用DZ25-25/100单体液压支柱,支柱高度符合要求,支柱最大工作阻力（查表）Pc=250 KN（25t） (2)工作面支护强度校核选择工作面排距为0.8m,柱距为0.6m,取最大控顶距为4.8m,最小控顶距4.0m。工作面最小控顶距时支护密度:G小=5/(0.64)=2.08根/m2工作面最小控顶距时支护强度:P小=2.082500.85=442 KN/m2工作面最大控顶距时支护密度:G大=5/(0.64.8)=1.74根/m2工作面最大控顶距时支护强度:P大=1.742500.85=369.8 KN/m2式中: 5一最小控顶距时支柱根数（排规格柱后）0.85一承载系数5一最大控顶距时支柱根数（割煤后最大控顶距）经计算P小P，P大P证明工作面支架所选择的支护密度可有效的支撑工作面顶板。5.确定排距、柱距 根据合理的支护密度，确定排距为0.8m、柱距为0.6m。6. 支护核定二、乳化液泵站（一）泵站选型、数量泵站选用两泵一箱。输液管路选用高压胶管，耐压20MPa以上。乳化泵主要技术参数如下：型号：QRB-80/20N 公称流量：125 (L/min)公称压力: 31.5 (Mpa) 电机功率：37（KW）（二）泵站位置及使用泵站安设在三区右翼2号运输石门，距离工作面440-480m处。要保证泵站压力不小于18MPa，乳化液浓度2%-3%。加强泵站的维修，杜绝系统漏液。第二节 工作面顶板管理一、正常工作时期顶板支护方式采用自然跨落法管理顶板，单体液压支柱配金属铰接顶梁支护顶板。“四、五排控顶”，最大控顶距4.8m，最小控顶距4.0m，人工回柱，放顶步距0.8m。铰接梁正悬臂比为6:2，支柱迎山角为煤层倾角的1/5-1/6，支柱初撑力不得小于90KN。二、正常工作时期的特殊支护1、刮板输送机头以及机尾采用单体支柱配四对八根长梁支护，长梁成对使用，交替迈步前移，相邻两对长梁间距0.6m。长梁长3.2m，每根长梁不少于根支柱。2、临时支柱：推溜后贴溜边打好临时支柱，临时柱每块板打一个，或柱距1.5-1.8m；构造带、压力集中区、复合顶地段每隔一梁打一个，柱距1.2m。爆破落煤岩段或采煤机检修处需人员进入煤帮作业时，必须在煤帮侧首先补打贴帮柱，贴帮柱隔一梁打一个（1.2m），或每块板打一个（1.5m）。帮顶破碎或有不易找掉的悬矸，以及煤壁有片帮危险需刹帮时，均需打贴帮柱。、对柱：打在切顶排，与切顶排的基本支柱成对使用，对柱每隔一架棚打一个，对柱作为循环柱。4、密集柱：在切顶排每两架棚间支设密集支柱，支设密集支柱时，必须与切顶排成直线，偏差不大于100mm。5、密集柱、贴帮柱等非梁下柱均需戴柱帽，梁上所刹柈子不少于两根。6、支护材料规格型号：方木：选用优质硬杂木，规格1.21.20.12m；柱帽：选用优质硬杂木，规格0.20.080.08m；柈子：规格厚0.05m，宽0.1m；圆木：直径16cm；铰接顶梁：HDJA-800 DW系列单体液压支柱主要技术特征表型号DW25DW22DW20DW18DW16DW14DW12最大高度(mm)最小高度(mm)工作行程(mm)250017008002240144080020001240760180011106901600100559514009005001200792408额定工作阻力(KN)额定工作液压(MPa)25031.830038.2泵站压力(MPa)初撑力(MPa)底座面积(cm2)18-20118-157109使用工作液含23%乳化油的乳化液支柱重量（Kg)三、回柱放顶及与其他工序平行作业的安全距离本工作面采取分段作业，各分段距离不得小于15m，回柱放顶与支柱可平行作业，支柱超前回柱不少于架棚。回柱放顶与采煤机割煤（或打眼装药）等工序平行操作时安全距离不得小于15m。四、特殊时期的顶板管理（一）初采初放顶板管理1、做好初采前的各项准备工作，各种支护材料和备用支护材料必须到位，设备试运转，两道超前支护按规定打齐，将工作面刮板输送机向推进方向煤壁推移，然后在工作面刮板输送机后上齐两排正规支柱，上齐一排备用支柱。2、工作面配齐支柱后上齐输送机头（或机尾）特殊支护后，方可继续推采。3、工作面上齐三排正规支柱后（不包括一排密集、一排对柱，对柱作为循环柱，）经初次放顶领导小组对全面支护质量、顶板情况进行检查，取得同意后方可进行边支柱边回柱放初次顶。4、初次放顶期间，切顶排要打加强柱，即每架棚都要打对柱。5、工作面初次来压和周期来压期间，应加强来压的预测预报工作，工作面支柱、端头支护、超前支护必须达到规定初撑力。6、初次来压期间，备足备用支护材料以便在顶板来压时能够及时支护顶板。7、发现工作面出现压力异常急增，顶板下沉剧烈，所有人员必须立即停止工作，跟班班队长、安监员要果断采取措施，立即将人员撤至安全地点，并向矿调度汇报情况；待压力稳定，再由外向里逐棚检查维护，确认安全后方可重新进入工作面作业。8、在工作面初次放顶期间，矿成立初次放顶领导小组，初次放顶结束时间由初次放顶领导小组决定。、强制放顶安全措施：(一)初次放顶安全技术组织措施(1)、初采、初采前，运回顺20m超前支护必须上齐,工作面必须上齐两排单体。、顶板破碎处,使用开拌或道木代替刹杆。、符合开采条件后方可依次开采。（2）、初次放顶 、规格柱达到4排时,切顶排形成密集支柱，开始进行初次放顶，放顶前切眼内的托盘全部卸下来，挑顶眼要打完并且符合标准。、放顶前必须清净杂物,扫净浮煤，使回收人员退路畅通。、放顶工作由有经验的老工人担任放顶,回收顺序由下向上逐架进行。、放顶前对切顶排支柱进行二次升压。、回收中使用专用卸压工具,遇不缩支柱要采取打替柱,松顶活底方法撤柱,严禁生拉硬拽。、放顶过程中及时替换、补打工作面失效支柱,时刻注意观察顶板情况,发现顶板异常,立即停止作业,作业人员撤离危险地点到安全处,确认安全后方可作业。、初次放顶期间,矿必须成立初次放顶领导小组。1862采面初次放顶领导小组人员名单组长:生产矿长副组长:总工程师、安监处长、采煤副总组员:工程技术人员、安监处副科级干部、采煤队队干初采期间人工强制放顶安全技术措施 1、 在回采前，首先在开切眼顶板上每隔2m打一对挑顶眼，眼深1.6m，钎杆与顶板夹角600，如图一所示。2、人工强制放顶要求在最小控顶距下进行，首先架好切顶排的密集支护，采用正向装药，每个炮眼装3个药，封孔炮泥长度不小于0.5m。 3、在人工强制放顶前，由矿组织成立人工强制放顶领导小组，小组人员跟班现场指挥，直至人工强制放顶结束。4、人工强制放顶采用正向爆破，每次起爆四个炮眼，总药量不超过1800克，严禁大面积爆破。5、放炮前严格检查工作面及采空区侧的瓦斯情况，并对切顶排支柱进行二次升压，只有瓦斯浓度在1%以下方可放炮。6、放炮前用废旧皮带及大拌子等材料将各种风水管线等挡好、盖严，慎防崩坏，起爆时要由下向上进行。起爆前要对爆破区域内的支柱进行二次升压，否则不准放炮。放炮警戒距离设在直线100m以上，曲线75m以外有掩护的安全地点。7、炮后待顶板稳定后，炮烟排净后，由跟班班长和放炮员一同进入工作面检查顶板支护情况和爆破情况，发现危险及时撤离到安全地点，如有残炮要待顶板稳定后，安排支护工加强支护，放炮员处理完残、瞎炮后方可继续作业。8、初采、初放期间，每巷打强制放顶眼，眼距1.5m，眼深1.8m，角度600（如图二所示），直至采空区跨落高度超过采高的1.5倍时，经初放领导小组鉴定初放结束，方可撤回初放领导跟班人员。初 放 挑 顶 眼 布 置 示 意 图一9、在回采期间，采空区出现走向2m倾斜5m不冒落时，采取人工强制放顶措施，炮眼布置如图二所示（眼距2米）。10、人工强制放顶前，认真检查工作面支柱承载情况，做好支柱的二次升压后方可放炮。11、放炮警戒距离设在50m以外有掩护的安全地点。强制放顶炮眼布置图（二）过断层及顶板破碎时的顶板控制1、工作面过断层及构造带时，应尽量按正规循环组织生产，一般不应留有过渡带，若因特殊原因存在过渡带时，过渡带必须与构造带错开一定距离（不少于15m）。2、过构造带之前，工作面上下材料道必须备足急需支护材料。3、调采构造带首先揭露一端，使构造带与工作面斜交，减少构造带一次暴露面积。4、构造带必须做到密打眼、少装药合理连放，以便减少围岩松动，放炮前必须将周围支架进行加固，放炮时由班长监护，在顶板变化时及时采取措施进行维护。5、放炮后，由当班班队长和安监员进行巡面，进入工作面仔细观察顶板变化，崩倒及歪斜的支柱及时安排人员支设正规，否则不得进行其它工作。6、严格执行敲帮问顶制度，严禁空顶作业严格按规定打好临时支柱，并根据现场情况支打贴帮柱。断层上下盘压力集中区、破碎带棚上必须用柈子刹严刹实顶板。7、移刮板输送机时边替柱边移，一次移不到位可分次移，替柱亦多次支设。8、严格执行先支后回制度，构造带、压力集中区难回的物料在打好替柱替棚的情况下优先回出。9、工作面遇到落差超过0.8m断层时，要补充针对性措施。第三节 运顺、回顺及安全出口管理一、运顺、回顺支护工作面两顺使用单体液压支柱配金属铰接顶梁作超前支护，自工作面煤壁向外20m范围内双排支护，超前支护柱距1m，排距1.2m，支柱初撑力不得小于90KN。二、 安全出口的管理两顺超前支护必须上齐，巷道内无杂物、浮货。三、支护材料的使用数量和存放管理1、运回顺超前单体液压支柱80根，铰接顶梁80根。工作面需要单体液压支柱1194根，每隔10米2根推溜柱，共26棵，铰接顶梁1085根。顺槽中备用支柱100根，铰接顶梁50根。包括备用总计需单体1400根，铰接顶梁1215根。另外需长梁20根（包括备用4根）2、方木50块，木砖200块。3、存放在距工作面50-100m回顺或运顺中。物料码放整齐，实行挂牌管理，标明材料名称、型号、数量等内容，并由专人负责。物料存放地点必须保证有0.7m以上宽度的人行道和必须的运输通道。工作面平面图及剖面图第四章 生产系统第一节 运 输一、运煤设备及运输方式 1、装煤方式：采煤机螺旋滚筒自装入刮板运输机。2、运煤方式：工作面采用刮板运输机运煤，运顺为装载溜子和落地式胶带输送机运煤。3、工作面移溜方法：采用单体柱推移运输机。方法是首先打一个顶底板斜戗柱，然后在运输机与斜戗柱之间设置推移柱进行推移运输机。推移输送机要自上而下（或自下而上）或从中间向两端推移，严禁从两端向中间推移。推移运输机要用工作面闲置单体柱，不得摘规格柱、密集柱等支护作用的支柱。4、运煤路线：工作面18622运顺三区右翼2号运输石门三区集运巷3号皮带主井地面。二、辅助运输1、辅助运输设备及运输方式工作面需用的材料、设备等物资，装入1吨矿车或叉车，经调度绞车调运到回风顺槽，人工卸运到工作面。2、辅运路线：地面基斗井五路前石门十八层斜下三区集回巷18622回顺工作面。三、运输安全措施运输系统示意图第二节 一通三防与安全监控一、通风系统（一）风量计算 1、按瓦斯(二氧化碳)涌出量计算风量:Q =100qCH4K采通= m3/min式中： qCH4 - 工作面的瓦斯沼气绝对涌出量， m3/min；K采通 - 工作面通风系数根据经验取， 1.5；2、按工作面温度计算风量：Q=60VQ = m3/min式中： V- Q-3、按工作面每班最多人数计算风量：式中： 4-每人每分钟用风量， m3/min；N-工作面每班最多人数。4、按炸药用量计算风量：式中： A 采煤工作面一次爆破的最大炸药用量， Kg 5、按风速进行验算：（1）按最低风速验算,工作面的最小风量：式中：S 工作面的平均断面， m2； Qmin m3/min。（2）按最高风速验算,工作面的最大风量：式中：S 工作面的平均断面， m2；Qmax m3/min。 7、确定工作面实际需要风量：根据上述计算，确定工作面实际需要风量为 m3/min。（二）通风路线地面材料井及主井运输大巷集运巷6619运顺工作面6619回顺集回巷回风大巷回风井地面二、防治瓦斯（一）瓦斯检查1、每班对工作面瓦斯情况检查两次。2、瓦斯检查地点分别设在：工作面回风出口以外10m处、回风隅角。3、瓦斯检查牌板应设置在中间运输道距工作面50m附近，检查结果要及时准确填写。（二）瓦斯监控加强对工作面瓦斯的监测，在距回风出口5-10m处安装安全监测系统的瓦斯传感器，传感器距顶板不大于300mm，距帮不小于200mm。瓦斯报警浓度1.0%、断电浓度1.5%、复电浓度1.0%。断电范围为回风巷内的全部非本质安全型电器设备。传感器每隔10天调校一次。监测系统必须由专人进行维护，确保系统灵敏可靠，当瓦斯超限或监控系统报警时，要按规定撤人，并及时查明原因，进行处理。（三）瓦斯抽放 三、防尘系统（一）防尘管路系统地面副井-320轨道北区轨道下山16115轨道16115运输道各转载点和16115材料道。供水管路选用直径2寸的钢管，每隔50m设一个三通阀门；水管安装闸门给泵站和除尘水幕供水。 （二）防尘措施1、工作面必须有齐全完整的防尘供水系统。2、工作面必须使用水幕雾帘进行净化风流，水幕帘喷雾口应以水幕布满巷道断面为原则。3、工作面各转载点必须使用喷雾浆尘，喷雾效果要良好。4、工作面放炮时必